资源描述
普采工作面作业规程
113
2020年4月19日
文档仅供参考
第一章 概 况
第一节 工作面位置及井上下关系
513高档工作面位于5#煤层一盘区+781-+806 m标高段,井下位于工业广场保安煤柱西侧, 514准备工作面以东,南以断层为界,北为五煤机轨合一巷。工作面范围内无建筑物、公路、河流分布,基本为荒山沟堑地带,平均覆盖厚度为260m,预计回采会造成地表裂缝塌陷,但影响不大。
工作面位置及井上下关系表 表1
工作面名
513回采工作面
地质储量
68310t
地面标高
+1070~1100m
井下标高
+781-+806 m
地面相对
位 置
工作面所处区域地面对照为荒山沟堑地带,平均覆盖厚度为260m左右。
回采对地面设施的影响
工作面对应地面为荒山沟堑地带,无建筑物;本工作面开采对地面影响不大。
井下位置及与四邻关系
其东面为工业广场保安煤柱,西面为514准备工作面,南面以断层为界,北面为五煤机轨合一巷。
走向长度
平均100m
倾斜长度
230m
面积
23000㎡
第二节 煤 层
513工作面开采煤层,经过掘进时揭露分析,该工作面范围5#煤层、赋存较为稳定,煤层厚度1.8-2.3m,平均为2.2m左右。
工作面煤层情况表 表2
采高/m
2.2
煤层结构
简单
煤层倾角(°)
3—9
开采煤层
5#
煤种
长烟煤
稳定程度
稳定
煤层情况
描述
该地段煤层结构简单、层理分明,煤层坚硬,有玻璃光泽,夹1-2层矸石,厚0.02-0.3m,煤容重1.35t/m,煤层厚度1.8-2.3m,平均2.2m,倾角3—9°左右。
第三节 煤 层 顶 底 板
本回采工作面煤层顶板为灰色泥岩、砂质泥岩,并见炭质泥岩伪顶,厚度约0.4m;底板为含根土的铝土质砂岩、泥岩及薄层炭质泥岩。
煤 层 顶 底 板 情 况 表 表3
岩石煤层名称
厚度/m
特征
灰色泥岩、砂质泥岩
2.5
浅灰~深灰色,含黄铁矿结核。
炭质泥岩
0.4
黑灰色,无层理、含丰富植物化石。
5#煤
2.2
呈黑色、内夹1-2层矸石
铝土质砂岩、泥岩
4.2
灰色,含丰富植物根部化石。
第四节 地 质 构 造
一、断层情况及其对回采的影响
513工作面运输顺槽、回风顺槽掘进过程中遇到了两个正断层,断层走向NW75°,落差为2.2m,对工作面开采影响较大。(回采过断层破碎带时,另补充安全相应的安全技术措施)
二、褶曲情况及其对回采的影响
根据本工作面实际揭露资料分析,本工作面内未有褶曲现象。
第五节 水 文 地 质
一、水文情况
1、地表水
矿井地面有百子沟河,为常年流水。一般流量为0.2m3/s,最高洪水位高出河床7.14m,与井下没有水力联系。
2、含水层
矿区范围内主要含水层为新近系、第四系底部砾岩、砂砾石层孔隙潜水含水层及白垩系砂砾岩含水层,泉水主要来自新近系富水性地层中。其次为中侏罗统直罗组(J2z)和延安组(J2y)煤系地层的裂隙弱含水层。上述含水层对煤层开采影响不大,而新近系富水层的泉水为矿井主要的生产、生活用水水源地。
3、老窑水
矿井据记载,在明清时期就有小窑采煤。东南边界百子沟河西侧曾有老窑分布,已采取了防护措施。
二、其它水源的分析
工业广场东为百子沟河流由北向南流入泾河,百子沟河最高洪水位低于工业广场最低标高约15m,工业广场相当安全。
三、涌水量
矿井涌水主要来自煤层以上的砂岩孔隙裂隙水。根据《彬县陈家坪煤炭有限责任公司三号矿井水文地质类型划分报告》,5号煤层水文地质为简单型,8号煤层水文地质为中等型。矿井正常涌水量为88.75m3/h,最大涌水量为139.5 m3/h。现矿井实际正常涌水量为30m3/h,最大涌水量为50 m3/h。
经对该区域范围资料收集情况来分析513工作面正常涌水量为2m3,最大涌水量为3 m3/h,工作面为仰采,大部分流入采空区,一部分在机尾底凹处打小水窝设置潜水泵排水,不会影响正常回采。
第六节 影响回采的其它因素
一、 影响回采的其它地质情况
依据陕西省煤炭生产安全监督管理局关于 - 第二批矿井瓦斯等级鉴定结果的通知“陕煤局发[ ]48号”文;陕西煤矿安全装备检测中心 1月17日出具的《煤尘爆炸性、煤层自燃倾向性鉴定检验报告》,瓦斯、二氧化碳、煤尘爆炸指数、自燃倾向性见表4。
影响回采的其它地质情况表 表 4
瓦斯
瓦斯绝对涌出量:0.54m3/min;相对涌出量:0.3.97m3/min
CO2
二氧化碳绝对涌出量:1.19m3/min;绝对涌出量:8.743/min
煤尘爆炸指数
75%
煤的自燃倾向性
容易自燃
地温危害
无
冲击地压危害
无
二、冲击地压和应力集中区
无冲击地压危险和应力集中区。
三、地质部门的建议
1、本工作面煤层倾角不大,未发现岩浆岩、陷落柱等地质构造。
2、加强水文情况观测,严格执行防治水措施。
第七节 储量及服务年限
一、储量
(一)工作面工业储量
工作面平均走向长度为100m,倾斜长度230m,煤层厚度2.2m,密度1.35t/m3,则工业储量为68310t。
(二)工作面可采储量
工作面可采倾向长度为190m,工作面切眼长度100m,煤层厚度2.2m,密度1.35t/m3,则可采储量为54737t。
Q =(190×100×2.2×1.35×97%)=54737t
二、工作面服务时间
服务时间=可采长度/月设计推进长度=190/(2.4×25)=3.2(月)。
三、停采线位置
停采线距五煤机轨合一巷留设40m保安煤柱。
第七节 采 煤 方 法
根据采改设计工作面选用DFG-2600型π梁配DY-25-30/100单体液压支柱控制顶板,上下端头采用DFG-4000型π梁“四对八梁”支护,采用倾向长壁后退式机械化高档普采的采煤方法,采空区自然垮落管理顶板。
第一节 巷 道 布 置
一、工作面设计、巷道布置概况
该工作面位于5煤一盘区,沿倾向布置。方位角180°,与主、副井、风井构成简单的生产系统。北部为五煤机轨合一巷和五煤专用回风巷,西部为514准备工作面,南至断层,工作面由南向北推进。
附图一、513工作面巷道布置图
二、工作面运输顺槽
位于工作面西侧,梯形支护,上宽2.8m,下宽高4.0m,净高2.2m,断面积7.5m2;采用12#矿用工字钢支护,棚距0.5 m,用于进风、运煤。
三、工作面回风顺槽
位于工作面东侧,梯形支护,上宽2.0m,下宽高3.0m,净高2.2m,断面积5.5m2;采用12#矿用工字钢支护,棚距0.5 m,用于回风及运料。
四、工作面切眼
净断面规格为2.6m×2.2 m,采用DFG-2600型π梁配DY-25-30/100单体液压支柱,柱距(对梁中心距)0.6m,用于安装采煤机设备连接两顺槽,形成通风、生产系统。
第二节 采 煤 工 艺
工作面采用DFG-2600型π梁配DY-25-30/100单体液压支柱控制顶板,采用倾向长壁后退式机械化开采的采煤方法,采高2.2m。
一、采煤方法
1、采高、循环进度
本工作面采用长壁后退式高档普采机械化采煤,采空区自然垮落法管理顶板,确定采高为2.2m,循环进度为0.6m。
2、本工作面采用倾向长壁后退式全部垮落法机械化采煤方法,由MG150/375-W(W1)型采煤机落煤,SGZ630/220型刮板运输机(工作面)、SGB620/40T型刮板运输机(顺槽)运煤;DZ25-30/100型单体液压支柱配合DFG-2600型∏型梁支护顶板,自然垮落管理顶板。
3、落煤、装煤
落煤:MG150/375-W(W1)型采煤机落煤。
装煤:采煤机落煤直接装入刮板输送机,浮煤由人工清理到刮板输送机输出。
4、顶板控制
根据煤层厚度和顶板情况,工作面采用DZ25-30/100单体液压支柱配合DFB2600π型钢梁,交错迈步支护,人工放顶,3、4排控顶,采空区采用自然垮落法管理。(如工作面大面积不来压,可沿工作面切顶线布置一排炮眼,孔深3m,孔距2m,炮眼仰角65~75°,每孔装药量为1000克,进行强制放顶)。
二、回采工艺
回采工艺流程:采煤机端部进刀→采煤机割煤、装煤→铺顶网→移主梁→移工作面溜子→移副梁→放顶(整理工作面)。
1、采煤机端部进刀
采煤机割煤前,首先对工作面的支架、顶板、煤帮、通风、瓦斯、安全出口和采煤机、刮板输送机进行全面安全检查,发现问题及时处理。
回采工作面采用双向割煤方式,平均采高2.2m,截深0.6m。
(1)右端头斜切进刀
机组割透右端头煤壁后,对调上、下滚筒,割掉该处的煤台阶;然后沿溜子弯曲段,机组逐渐斜切进入煤壁。当机组两个滚筒截深全部达到0.6m,推移工作面溜子、伸出翻转梁临时护顶,停机。
对调上、下滚筒,返刀割三角煤;机组割透煤壁后,对调上、下滚筒,割掉该处煤台阶,然后返空刀,顺次移溜、移架,停机。至此进刀完毕。
(2)左端头斜切进刀
机组割透左端头煤壁后,对调上、下滚筒,割掉该处的煤台阶;然后沿溜子弯曲段,机组逐渐斜切进入煤壁。当机组两个滚筒截深全部达到0.6m,推移工作面溜子、伸出翻转梁临时护顶,停机。
附图二:回采工作面采煤机进刀方式示意图
2、采煤机割煤、装煤
在采煤机正常行进的过程中,由前滚筒沿顶板割顶煤、后滚筒割底煤,前后滚筒割煤高度之和为控制采高。
采煤机割下的煤大部分顺滚筒的螺旋叶片装入刮板输送机,严禁任何人在采煤机割煤过程进入前部溜作业。
3、铺顶网
割煤过后及时铺顶网。顶网采用12号铁丝编制的菱形金属网,网宽1.3m,6m长1卷。联网时将金属网长边沿工作面纵方向展开,网片之间搭接宽度0.1m,采用细铁丝连接,扣扣相连,一扣三扭。联好后将金属网回卷,用挂钩临时固定到翻转梁上。顶板破碎是,先连接一片,先勾盯,在铺网
4、移溜
①机组割煤10—15m后,即可移溜。移溜用移溜器进行,沿工作面每隔4—5m安设一台移溜器,移溜时需从机头(机尾)或机尾(机头)顺序移溜,移溜步距为0.6m,推移溜时要平稳,并随时调整,使溜则处于平、直、稳的状态,溜则弯曲段不小于15m,移完溜则后移溜器。
②推移刮板运输机机头、机尾:推移运输机机头、机尾必须在运输机停机闭锁情况下进行。首先检查作业地段周围顶板、煤壁及端头维护情况,处理一切不安全隐患,并清理干净煤帮侧浮煤。推移时要有专人指挥,作业人员必须站在安全地段。严禁硬推、硬顶、硬拉,防止损坏过渡槽等,但推移必须到位。
5、移架支护顶板
(1)移架工艺
移架采用追机作业方式,在顶板完好的情况下,采煤机割煤时,移架工作滞后移溜15m。移架步距0.6m ,梁端距煤壁不大于200mm ,并随时调整支架,使工作面支架成一条直线,误差在±5cm以内。
当采煤机割煤超过15m,移架不能及时跟上时,要停机等移架,严禁空顶作业。
(2)移架程序
先移主梁→后移副梁,打紧支架立柱,并在升柱手把位置保持几秒钟,使支柱达到额定的初撑力。
(3)移柱
采用DZ25-30/100型单体液压支柱配合DFG-2600型∏型梁交错迈步支护顶板。支柱初撑力必须≥90KN(11.5Mpa),超前支柱初撑力不低于50KN(7 Mpa)。
6、清浮煤
推溜移基本架后,人工用锹、耙等工具清理浮煤。
清浮煤的技术要求:
(1)清浮煤前必须先处理好工作地段的支护、煤壁、顶板等不安全隐患,严格执行敲帮问顶制度。
(2)清浮煤工必须在完好支架的保护下工作,严禁空顶作业。
(3)清浮煤工必须注意运输机上的大块煤和物料,小心碰伤。
(4)清浮煤时要锹到哪、眼到哪,既要注意自己安全,也要注意别人安全。
(5)严禁站在溜子上清浮煤作业,大块煤一定要破碎,方可运出。
(6)清理支柱周围的浮煤时,要及时给支柱补液,使支柱保持足够的支撑力。
二、各工序作业要求
1.割煤
(1)采煤机启动前的准备工作
1)检查各零部件是否齐全,螺丝是否紧固,截齿是否齐全锋利,滑靴是否平稳,与溜槽槽帮或链轨接触是否正常。
2)检查各操作阀,控制阀按钮,旋转手把等是否灵活可靠。
3)检查各部油位是否达到规定要求,有无渗漏现象,电缆水管和拖移装置有无被卡扭现象,喷雾水的压力水流和水质是否符合规定要求。
4)检查行走部、行走滚轮有无损坏或异常。
5)检查机器及更换截齿时,必须将隔离开关手把、截割部离合器、牵引换向手把打到零位,闭锁工作面输送机,方可进行工作。
6)检查灭尘设施的效果是否可靠。
7)对刮板输送机和工作面有关情况要全面了解,在安全无误情况下方可试车。
8)在采煤机无故障、无障碍物,人员都要站在安全位置时,才允许对采煤机进行试运转,采煤机启动时应先送水后送电,停机时应先停电后停水,开车时先点动采煤机电动机,合上电动机手把使采煤机空转2--3分钟,在试运转中要注意监听各部运转的声音是否正常,检查各种保护装置是否可靠后方可开机。
(2)采煤机的启动操作程序
1)把调速手把打到零位。
2)打开喷雾洒水阀门。
3)检查煤壁附近有无障碍物,然后发出开机信号。
4)点动采煤机电动机,合上截割部离合器。
5)开动输送机,启动采煤机。
6)将滚筒调整到适当高度。
7)转动调速手把使采煤机牵引割煤。
(3)采煤机运转中的注意事项
1)采煤机经试运转,确认一切正常后,发出刮板输送机开车信号,待刮板输送机正常运转后,方可开始牵引割煤。
2)采煤机开始牵引割煤时,牵引速度从零开始逐渐升高,不得立即打到最高牵引速度。在运转中,随时注意采煤机负荷情况和输送机负荷情况,保持采煤机牵引速度小于3m/min左右为恰,防止采煤机和刮板输送机过负荷运行,并尽量使出煤量均匀。
3)严格按作业规程的规定掌握好采高,顶底板要割平,避免出现台阶;随时注意支架情况,防止割顶梁。
4)采煤机正常工作时,司机要随时注意煤流状况,如有大块煤、矸或长木料时,要立即停止刮板输送机,防止杂物进入煤机底托架内。
5)采煤机运行过程中,司机要随时观察采煤机各部运转情况,各部温度仪表指示,各部声音等是否正常,截齿是否缺少,电缆拖移装置是否完好,冷却水量水压是否正常等,严禁无水开机。
6)采煤机正常运行中,要注意采煤机本身或刮板输送机及周围环境条件有无异常现象,如有应立即停机进行检查和处理。
7)采煤机正常运行中,严禁搬动离合手把,各部齿轮离合器的离合操作必须停机时进行。
8)采煤机在超载时或牵引部超载时,应分析原因,必要时使滚筒脱离咬合,开机退出缺口,进行检查。不得在重载下割煤,采煤机不得带病运转。
(4)采煤机的停车
1)停车时先把牵引速度降到零,然后少许反向牵引,将滚筒内碎煤排尽;采煤机停止运转后,关闭洒水截止阀停水,然后将所有操作手把打到零位或断开位置。
2)下班或检修时,采煤机应停在安全可靠处,并将滚筒落至底板上,将输送机闭锁。
3)采煤机停车后,司机要按启动前的检查内容对采煤机进行检查处理,并清理采煤机的浮矸,保持采煤机的整洁。
(5)紧急停车:遇到下列情况应紧急停车
1)机器工作中负荷过大,电动机堵转。
2)机器内发出异响。
3)电缆、水管卡住或出槽。
4)输送机内有大块煤矸、木料将要顶住采煤机。
5)其它意外事故。
(6)其它
1)禁止用采煤机牵引或顶推其它设备用。
2)维护电气设备部件时要执行井下电气安全规程。
3)排除采煤机故障需要打开盖板时,要采取措施防止碎矸碎煤及其它杂物进入油池,故障处理后加油时应使用专筒专抽。
4)采煤机运行中外部停电造成停机时应扳动离合手把,按下停机按钮。
2、联网:确认工作面安全后联底网。金属网片采用12#铁丝编织,长、宽为10×1.3 m,网孔55×55 mm的菱形网;联网使用14#铁丝,必须扣扣相连,一扣三扭联接牢固。
3、移溜:清理完工作面的浮煤联网后,即可开始移溜工作。从溜尾向溜头依次前移0.6 m,为防止溜槽脱节,溜子弯曲段长度不得小于15m。
4、移架
(1)操作前的准备
1)检查各部位的部件是否齐全、完好,操作手把是否灵敏可靠,经过支架的管线是否排列整齐,有无砸压挤埋和扭折现象,若有应立即处理。
2)检查各管路和阀组,必须完好无损,截止阀应处在开启状态,操作位置要正确。
3)清理好架间浮煤矸石及其它杂物,检查柱与煤溜之间是否有大块煤或矸石等杂物,若有要清理干净。
4)检查顶板煤帮,发现问题处理好方可操作。
5)单体液压支柱应保持完好状态,不允许长期带病(泄压)作业。
(2)移架顺序
1)规定对梁中靠回风侧(机尾)的顶梁为主梁,靠进风侧(机头)的顶梁为副梁,先移主梁,后移副梁,当本茬主梁全部移完后再开始移副梁,移梁要求由机尾向机头方向进行。
2)移主梁首先降采空区侧的支柱,两人站在副梁下,再降煤墙侧支柱,最后将中心柱,将主梁移到煤壁。
3)移副梁时首先降采空区侧的支柱,再将中心柱,副梁串过后将采空区侧的柱子打在前排。
(3)移架操作
1)移架前必须先发出警号,被移支架周围不得有人逗留或干其它工作,应撤到安全地点。
2)操作降架,使顶梁略离顶板,迅速操作移架,按作业规程规定移够步距。
3)单体液压支柱必须达到规定的初撑力,按作业规程规定移够步距。
(4)移架注意事项
1)顶梁上部有浮煤浮矸,影响支护效果时,应先降后柱或前柱,清理顶梁后再进行正常操作。
2)顶板破碎或压力大时,应带压擦顶移架。
3)移架必须按采煤机运行方向跟机顺序移架,不准任意进行多头操作。
4)移架实行追机作业,移架滞后移溜15m。
三、工作面支护和采空区处理
根据5号煤的顶板岩性特征,采用(人工强制放顶)自然垮落法管理顶板。
1、中部支护
工作面选用DFG-2600型π梁配DZ25-30/100型单体液压支柱控制顶板,全部垮落法管理顶板。循环进度0.6m,梁端距为200mm,最大控顶距3.4m,最小控顶距2.8m。
2、特殊支护
初次和周期来压时,或预计来压的地段,在梁下加打戗朋,并均匀布置,间距为3~5m。当落山角的顶板冒落不充分超过8m时,应在支架中部加打单体柱支护。
四、初、末采的顶板管理
1、初次放顶
⑴工作面安装设备形成生产系统后,要求设备逐台进行试运转,对出现的问题及时处理,经有关单位验收合格后开始初采。
⑵初采前,先按规程要求支设好工作面梁柱及端头特殊支护、两顺槽超前支护,然后能够按工序进行第一循环推进,推进后先进行移梁支护,移溜后紧靠拖缆槽支设移动支柱,支护排距600mm,间距600mm,第二循环推进后按规程要求移梁支护。
⑶将支柱全部升起、л梁要接顶,清理干净铲煤板与煤帮侧、人行道内全部杂物,将工作面溜子调平调直,并推向煤壁,然后开始割煤。
⑷在割煤和放顶工作中,必须首先检查并时刻注意顶板及周围情况,若发现明显来压现象,必须停止割煤和放顶工作,加强对工作面支架的维护。
⑸当工作面推进一段距离后,直接顶垮落高度达采高的1.5倍以上,长度达工作面全长时,即可认为初次放顶结束。
根据开采经验,预计工作面初次来压步距为18m左右,周期来压步距为25米左右。
⑹5#煤顶板岩性在作业过程中,必须进行观察,必要时进行强制放顶,但必须在有措施,并在总工程师的批准下进行。
⑺初次放顶和正常放顶期间,支柱必须接顶严实,必须达到初撑力90KN,保证泵站压力不小于20Mpa,并加强顶板支护,及时处理支柱串、滴、漏液现象,及时移梁保证支护在最小控顶范围内。
⑻初次放顶期间,两巷出口及超前支护区域内,严把支护质量,确保安全出口畅通。
⑼初采初放阶段须组织有关的领导现场观察,队长亲自指挥,安全科、调度室等有关科室派专人到现场指挥和监督,发现问题及时处理。
2、末采放顶、回收
⑴ 停采线准备:不准在周期来压压力大时停采,保证停采线直线度。
⑵ 工作面距停采线,推进到最小控顶时,不进行移梁为回收作准备。
⑶ 先拆除采煤机、工作面输送机,后拆除л梁、单体液压柱。
⑷准备好一切备用的支护材料(木柱、单体液压支柱)以及拆除支护所需的器具。
⑸通道和梁间浮煤、浮矸要清理干净。
⑹停采回收期间要严把工程质量关,严格执行“敲帮问顶”制度,执行“先支后回”的原则。
⑺拆除设备过程中,派专人跟班检查瓦斯,发现超限,立即采取措施,且由有关科室跟班人员进行处理。
⑻末采回收期间,调度室、安监站等有关科室派专人到现场监督指导,发现问题及时协商组织处理。
⑼停采时要另定专项末采措施及回收方案。
3、初次来压和周期来压的安全措施
⑴加强支护,增设密集柱;
⑵提高支护的稳定性,增设木垛、抬棚;
⑶采取多循环作业,加快工作面推进度;
⑷落煤后及时支护;
⑸采空区设信号点柱;
⑹周期来压期间要尽量缩小控顶距;
⑺应指定有现场经验的人员观察顶帮变化情况。
五、正规循环生产能力
W=L×S×h×r×c
=100×0.6×2.2×1.35×97%
=173t
式中 W——工作面正规循环生产能力
L——工作面平均长度,100m
S——工作面循环进尺,0.6m
h——工作面设计采高,2.2m
γ——煤的视密度,取1.35t/m3
c——工作面采出率,97%
代入数据,计算得工作面正规循环生产能力为173t。
第三节 设 备 配 置
工作面使用MG150/375-W(W1)型采煤机割煤,选用工作面选用DFG-2600型π梁配DZ25-30/100型单体液压支柱控制顶板,使用SGB630/220型刮板输送机运煤。
回采工作面主要机械配备表 表5
序号
设备名称
规格型号
功率
电压
数量
1
采煤机
MG150/375-W(W1)
375kW
1140V
1台
2
工作面输送机
SGB630/220
2×110kW
1140V
1部
3
π型钢梁
DFG-4000
16架
4
单体柱
DZ25-30/100
978根
5
π型钢梁
DFG-2600
270根
6
乳化液泵
BRW80/20
37kW
660V
2台
7
回柱绞车
JH-20
20kW
660V
1部
8
刮板输送机
SGB620/40T
40kW
660V
2台
9
喷雾泵
BPW-250/6.3
30kW
660V
2台
10
移变
KBSGZY-630-6/1.14
1140V/660V
1台
11
顺槽皮带机
JS-80/2×37KW
2×37KW
660V
1台
工作面刮板运输机主要技术参数表 表6
刮板机型号
SGB630/220
圆环链规格
Φ18×64mm
卸载方式
端卸
刮板链型式
边双链
牵引方式
齿轮销轨
运输长度
104
输送量
254t/h
中部槽长×宽
1500×602mm
装机功率
2×110kW
电压
1140/660V
圆环链破断负荷
≥610kN
链速
0.868m/s
采煤机主要技术参数表 表7
参数 数值
MG160/375-W(W1)型电牵引采煤机
适合倾角
≤350
煤质硬度
f≤4.5
机面高(mm)
1100
机面宽(mm)
940
采高范围(mm)
1300~2920
机身厚度(mm)
1100
滚筒中心距(mm)
8569
摇臂
长度(mm)
1906
形式
整体弯摇臂
行走
方式
摆线轮-销轨无链牵引、交流变频调速
牵引力 (kN)
350
最大速度(m/min)
6
滚筒
直径系列(mm)
Ф1400
下切深度(mm)
216
转速(r/min)
41
配套截深(mm)
600/630
滚筒宽度(mm)
~670
电机
截割
数量x功率(kW)
2 x 150
供电电压(v)
1140
牵引
数量x功率(kW)
75
供电电压(v)
660
泵站
数量x功率(kW)
1 x 5.5
供电电压(v)
1140
液压系统
流量(l/min)
15.8
油箱容量(l)
77
泵型号
CBK1008-B4F
喷雾降尘
方式
内外喷雾
水量(l/min)
200
水压(Mpa)
≤4
供水管型号
KJR25-150
配套电缆
主电缆型号
MCP-0.66/1.14-3×95+1×25+4×4
牵引电缆型号
MCPT-0.66/1.14-3×50+1×16+10×4
电缆夹板型号
U-100/145;H-145/155
机器重量(t)
~22
顺槽刮板运输机主要技术参数表 表8
型 号
输送能力
(t/h)
输送长度
(m)
速度
(m/s)
宽度
(mm)
电机功率(kW)
电压等级(V)
SGB620/40T
400
104
1.0
620
40
1140/660
DZ25-30/100单体液压支柱技术特征表 表 9
型 号
额度工
作阻力
(kN)
初撑力
(kN)
支护
高度
(mm)
支护
宽度
(mm)
工作
压(MPa)
重量
DZ25-30/100
300
185
1700-2500
1000
30.8
55Kg
乳化液泵站主要技术参数表 表10
型号
公称压力
(MPa)
公称流量
(L/min)
电机功率
(kW)
质量
(kg)
BRW80/20
20
80
37
第三章 顶 板 控 制
第一节 支 护 设 计
一、支护设备选型
参照 本矿《机械化改造初步设计》,结合矿井支护经验,支护强度为:
1、支护强度
按经验公式采煤工作面支护强度F可由下式求得:
F =(4~8)·M·γ
式中 M——采煤工作面采高,2.2m;
γ——煤层上覆岩层平均容重,取2.4t/m3。
——工作面上覆(4~8)倍采高岩石所需支撑阻力。
则 F =6×2.2×2.4=32t/m2=327kN/m2
2、支护密度
G=F/Pη=327/300×0.85=1.28
式中:G-支护密度, 根/m2
F-工作面需要的支护强度,为327KN/m2。
P-支柱的工作阻力,DW25-30/100型为300KN。
η—支柱实际工作阻力利用系数,0.85
3、柱距
排距定为0.6m
则:柱距=1/0.6 G=1/0.6×1.28=1.3(m)
取柱(对棚中心)距为0.6m,完全满足安全要求。
4、控顶距
工作面最大控顶距为3.4m,工作面最小控顶距为2.8 m,放顶步距为0.6 m,交错迈步支护,3、4排控顶,采空区采用自然垮落法管理(或打眼放炮人工放顶)。
二、乳化液泵站
(一)泵站的选型、数量
根据单体液压支柱说明知,选用压力20MPa的乳化液泵站;工作面乳化液泵站选用 B R W 80 / 20型两台,一台工作,一台备用,便可满足生产需要。额定流量为80L/min,额定工作压力为20MPa。
(二)泵站设置位置及管路选型
工作面乳化液泵站选在机轨合一巷与专用回风巷联络巷内,管路选用Φ19主进液管。
(三)泵站的使用规定
工作面每班设一名乳化液泵站司机管理,乳化液泵站司机必须熟悉乳化液泵的性能和构造原理,具备保养、处理故障的基本技能,经过培训、考试合格,方可上岗操作。泵站司机必须遵守下列规定:
1、发现泵站开关、电动机、按扭、接线盒等电气设备无法避开淋水时,必须妥善遮盖。
2、电动机及开关地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1.5%时,必须停止运转,切断电源,撤出人员,进行处理。
3、用专用容器配置乳化液,必须保证乳化液浓度始终符合3%-5%规定,保证配液用水清洁。
4、必须保证乳化液泵的输出压力不小于19.6MPa,检修泵站时必须停泵。
5、修理更换主要供液管时必须关闭主管路截止阀,不得在井下拆检各种压力控制元件,严禁带压更换液压件。
6、严禁擅自打开卸载阀、安全阀、蓄能器等部位的铅封和调整部件的动作压力。
7、在正常情况下,严禁关闭泵站的回液截止阀。
8、供液管路要吊挂整齐,保证供液、回液畅通。要按以下要求进行定期检查、检修,并做好记录。
(1)每班擦洗一次油污、赃物;按一定方向旋转过滤器1-2次;检测两次乳化液浓度。
(2)每天检查一次过滤器网芯。
(3)每10天清洗一次过滤器。
(4)每月至少清洗一次乳化液箱。
9、操作时发现有异声异味、温度(泵、液)超过规定,压力表指示压力不正常,乳化液浓度、液面高度不符合规定,控制阀失效、失控,过滤器损坏或被堵不能过滤及供液管路破裂、脱开时,应立即停泵。
10、开泵前,必须发出开泵信号;停泵时,必须发出信号,切断电源,断开隔离开关。
11、无论是停泵还是开泵的工作期间,泵站司机不得脱离岗位。
12、停泵后要把各控制阀打到非工作位置,勤擦开关、电动机、泵体和乳化液箱上的粉尘。
13、按规定程序开、停泵,停泵后要卸载,不得重载启动泵站。
14、随时检查乳化液浓度,不符合要求再进行配制,直至合格。
15、泵站必须安放平稳,牢固可靠,停放在顶板完整,无片帮、无淋水处。
16、在现场向接班司机详细交待本班设备运转情况、出现的故障、存在的问题,按规定填写乳化液泵站工作日志。
17、泵站司机要巡回检查,发现异常及时和工作面联系,进行停机处理。
第二节 工作面顶板管理
一、工作面支架布置方式
1、工作面顶板控制
(1)支架布置形式:工作面采用DFG-2600型π梁配DZ25-30/100型单体液压支柱控制顶板,对棚错梁直线柱,迈步连锁交替支护,每对梁打设5根支柱,正梁打设3根、副梁2根,对梁中心距600mm,排距600mm,对梁距100mm。并规定对梁中靠回风侧(机尾)的顶梁为主梁,靠进风侧(机头)的顶梁为副梁,布置均匀,并保持成一直线。
(2)支架控顶距
工作面采用采用DFG-2600型π梁配DZ25-30/100型单体液压支柱支护;截深0.6m。工作面最小控顶距2800mm,最大控顶距3400 mm,放顶步距0.6m。
2、工作面顶板管理要求
(1)支架操作人员必须站在架内,移架前,必须对移架安全情况进行全面检查;经确认无危险后方可移架。
(2)支架自切眼位置向前推进时,支架的前柱必须与顶梁垂直,后柱的柱顶要前倾3~5°;如出现倒架,要及时调整,架间距不得大于0.6m。
(3)泵站压力不小于19.6Mpa,顶梁接顶严实,受力状况完好。
(4)跟机操作,及时移架,及时支护顶板。
(5)检修工和支架工要保持支柱性能完好,无漏液,不失效。支柱出现故障时,必须安排时间及时维修,不得带病作业。
(6)顶梁前端至煤壁可保留200mm左右的距离,防止采煤机滚筒割到顶梁。顶板破碎时,在中柱和后柱之间增设一排单体支柱,排距0.6m,柱距0.6m,及时加强支护。
(7)工作面单体液压支柱,实行编号管理。
(8)工作面要做到“三直”、“两畅通”,即煤壁直、柱腿直、煤溜直,上、下端头安全出口保持畅通。
(9)在支架后部的空顶未完全跨落时,工作面采煤时要在支架下进行临时斜撑支护,防止支架向后产生位移。
(10)支架向前推进8个循环后,若顶板仍未跨落,必须对顶板进行强制放顶。
(11)工作面来压的征兆是:顶板有异常响动(顶叫)、顶板向下掉碎煤屑(顶板甩渣)、煤壁片帮、安全阀向外滴液(安全阀流泪);
(12)当工作面出现来压征兆时,适当提高泵站压力,保证工作面支架处于良好工作状态,支柱接顶后保持2~3秒再停止供液。上下顺槽超前支护、端头支护及临时支护的所有支柱都必须打足初撑,保证其数量及质量,同时加快工作面的推进速度;
(13)当工作面来压征兆剧烈时,必须立即撤出工作面所有人员;
(14)注液枪注液时,必须将注液口的脏物冲净,避免将脏物带到阀内。
第三节 回采巷道及端头顶板管理
一、上、下安全出口
两顺槽高度不小于1.6m,巷道宽度不小于2.8m。工作面两端头采用4mπ两“四对八梁”进行支护,对梁中心距600mm。每班巷道内设专人维护,当发生煤壁片帮、巷道底鼓变形时,必须及时清理、清挖以确保行人宽度;每班必须对两出口煤壁及顶板进行观察和处理,发现顶板破碎及时加强支护。
二、工作面超前支护
工作面两顺槽超前支护采用双排DZ25-30/100型单体液压柱配合金属铰接顶梁正悬臂支护,柱距1m,排距2m,长度不得小于20m。(顶板条件不好时加密支护)
三、超前支护的管理
(1)进、回风巷超前支护由超前支护工完成,每班将回出的单体柱按超前支护标准支设,始终保证超前支护距离不少于20m。
(2)超前支护必须严格按要求打好、打牢,支柱一定要成一条直线;回柱时必须有2人以上配合作业,严禁单人进行操作,回柱时必须有专人看护好顶板、煤帮情况,发现有活煤、矸要及时处理后方可作业,严格执行先支后回的原则。
(3)当机组行至工作面两头距顺槽巷道15m以内时,严禁在两头作业以防甩出大块伤人。当拉动机头、机尾架时,严禁两头作业以防撞倒柱伤人或其它意外伤人。超前支护工作不能与同一地点其它工作平行作业。
(4)带班长必须经常对两巷的煤帮、顶板情况检查,并采用单体柱加强支护部分压力集中巷道,发现不安全隐患及时处理。材料必须提前工作面20m回收,备品备件码放整齐,距工作面30m以外。
(5)两巷超前支护单体柱必须成一条直线,偏差不超过100㎜,柱径100mm液压柱初撑力不低于90KN。
四、工作面端头管理
采煤工作面端头是指采煤工作面与工作面运输巷和工作面回风巷结合的部位,它包括工作面机头和机尾的设备区。巷道端头区即巷道与工作面交叉部位,工作面前方支撑压力影响区,煤壁后方支撑压力影响区。
五、两端头放顶
端头回柱放顶由两人以上完成,带班长现场指导,遵守先里后外的顺序进行,在放顶前必须详细检查周围的支护情况。放顶前,要先加强支护,作业人员必须站在安全的地点作业。
第四节 矿 压 观 测
一、矿压观测内容
每班对工作面支架单体柱初撑力、两巷超前支护范围内单体液压柱阻力以及支护质量进行动态监测。根据观测结果对工作面顶板活动规律、来压特征及工作面支架顶板压力影响范围进行资料收集。
二、矿压观测方法
对工作面两顺槽超前支护的单体支柱进行支承压力变化观测时采用单体支柱测力计,在每个顺槽布置2个测站,每个测站相隔10m。每个测站布置两条测线。测站布置在两柱相邻的支柱上,每个支柱的左右两个单体支柱构成一个测线每天测读1~2次,以测取支承压力影响范围内工作面及巷道支柱载荷变化量。
三、观测仪器及工具
现场测试仪器仪表配备表 表11
测试仪器仪表
型号
数量
主要测试项目
1、钢尺
5
顶板下沉、两帮收缩量
2、支柱测力计
ADL-45
3
支柱载荷
四、观测与监测起止时间
常规观测与监测工作面正常回采时跟踪进行,连续观测单体液压支柱的初撑力
五、观测要求
具体由采煤队安排专职人员每班进行矿压观测,并认真填写记录;质检组负责进行监督。必须做到以下要求:
1、要求观测人员组织到位,培训到位,观测仪器落实到位。
2
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